蔡 猛，甄 菲

(北京奧信化工科技發(fā)展有限責任公司，北京 100040)

0 引言

煤炭是中國現(xiàn)階段的主要能源，在我國一次能源結(jié)構(gòu)中占據(jù)約60%，我國東部地區(qū)主力生產(chǎn)礦井已進入中后期，主體開采深度已超800 m[1]，個別煤礦達最大開采深度1501 m[2]。在煤礦安全生產(chǎn)事故中，頂板事故是造成人員傷亡的最主要的事故類型之一[3]。隨著開采深度不斷加深，越來越多巷道支護問題突顯出來。這些巷道往往呈現(xiàn)出裂隙高度發(fā)育、松軟破裂、劇烈變形、圍巖破壞深度大、冒頂、片幫和底鼓等嚴重問題，不僅限制礦井高效生產(chǎn)的效益，甚至引發(fā)許多礦井災(zāi)害的發(fā)生[4-5]。侯朝炯教授在深入鉆研井巷錨桿錨固技術(shù)和理論后，提出了圍巖強度強化理論[6-7]。楊雙鎖提出了波動性平衡理論，該理論覆蓋了圍巖-支護結(jié)構(gòu)互相作用整個過程[8-9]?？导t普經(jīng)過對錨桿支護機理研究，創(chuàng)立了高預應(yīng)力、高強支護理論[10-14]。何滿潮教授認為復合型變形力學機理是軟巖變形和損壞的根本原因，提出了以轉(zhuǎn)化復合型變形力學機理為單一變形力學機理的支護理論[15-17]，馬念杰教授團隊認為深部軟巖巷道變形劇烈情況下，應(yīng)采用高延伸量的支護工具以持續(xù)提供高支護阻力，防止圍巖冒頂[18-20]?；谏鲜鰡栴}及相應(yīng)災(zāi)害防治理論，本文以河南Z煤礦為工程背景，重點研究深井高應(yīng)力巷道圍巖變形規(guī)律，探索適應(yīng)深井高應(yīng)力巷道開挖初期大變形的支護方案，以期為類似礦井支護提供參考。

1 巷道圍巖變形規(guī)律研究

河南新鄉(xiāng)Z煤礦在西盤區(qū)煤層下方開拓兩條平行永久大巷，一條西膠帶運輸巷，一條底板瓦斯措施巷，11080工作面底板瓦斯措施巷與底板措施巷相連，巷道圍巖條件如圖1所示。三條巷道平均埋深約800 m，受原巖應(yīng)力及采動應(yīng)力作用，成巷初期變形速率快，變形量大，頂板迅速沉降、底板突鼓嚴重、巷幫收縮，巷道變形情況如圖2所示。

圖1 11080工作面底抽巷圍巖垂直示意圖

圖2 巷道破壞圖

為了研究巷道圍巖變形規(guī)律，采用十字交叉法定期對11080工作面底板措施巷T165 m-T195 m 段的四個測站圍巖變形量進行測量，測站間距10 m，并繪制了變形曲線圖，如圖3所示；采用雙基點深部位移監(jiān)測設(shè)備同步監(jiān)測四個測站的幫部、肩部、頂部的2 m和6 m測點的位移量，位移觀測統(tǒng)計數(shù)據(jù)見表1。

圖3 不同測站變形曲線圖

表1 不同部位不同深度位移觀測統(tǒng)計表

由觀測段1#、2#、3#、4#測站變形監(jiān)測結(jié)果可以得出以下兩項結(jié)論：

(1) 巷道在開挖2～4天內(nèi)變形最劇烈，頂板沉降速度達到37 mm/d；4～8天變形較強，頂板沉降速度達到24 mm/d；8天后變形速率趨緩，開挖10～20天期間內(nèi)均勻變形，頂板沉降速度約為15 mm/d，現(xiàn)場觀測到頂部錨桿出現(xiàn)破斷，巷道出現(xiàn)冒頂隱患，巷道變形整體呈現(xiàn)出“先快后慢，持續(xù)變形”的特征。

(2) 巷道開挖后20天內(nèi)，不同部位0-2 m的淺部區(qū)域的變形占0-6 m圍巖變形總量的76%～83%，巷道開挖12天后，2-6 m的圍巖趨于穩(wěn)定，因此可以認為巷道開挖后收斂變形絕大部分來自于淺部圍巖變形。

2 巷道變形破壞機理研究

2.1 力學基礎(chǔ)研究

為了研究巷道變形機理，采用西原體力學模型，視軟巖巷道問題為平面圓孔應(yīng)變問題[18]，考慮到圍巖受載破壞失去基本結(jié)構(gòu)后受載因素的復雜性，僅計算巷道圍巖初期變形(巷道開挖20天內(nèi))圍巖變形進行分析。假設(shè)原巖應(yīng)力各向等壓，即水平應(yīng)力等于垂直應(yīng)力，力學分析模型如圖4所示，其中σ為巖石臨界應(yīng)力值，η為黏性系數(shù)，k為彈性系數(shù)。

圖4 西原體彈-黏彈-黏塑性模型

當σ<σs時，摩擦片模型是剛性體，其流變特征呈現(xiàn)出蠕變和松弛性質(zhì)；當σ≥σs時，其特性與伯格思模型相仿，區(qū)別在于模型中的應(yīng)力除去克服摩擦阻力的應(yīng)力σs，可在伯格思體流變方程中采用σ-σs代替σ得到西原體的流變方程。

2.2 力學分析及結(jié)果

(1) 圍巖本構(gòu)方程：

(1)

(2)

式中，ε為圍巖變形量。

(2) 圍巖蠕變方程：

(3)

(4)

(3) 圍巖變形速率方程

蠕變方程對時間t求導，可得出變形速率：

(5)

(6)

式(5)和式(6)的區(qū)別在于為了常數(shù)(σ0-σs)/η2，該常數(shù)物理含義為當巖石所處位置的地應(yīng)力小于巖石的臨界強度時，巖石變形沒有初速度；當該位置處的地應(yīng)力大于巖石臨界的臨界強度時，圍巖變形存在一個初速度，此時無法判斷地應(yīng)力σ和巖石的該臨界值σs的大小關(guān)系。

將現(xiàn)場實測的兩組關(guān)于v和t的觀測數(shù)據(jù)代入式(5)即可計算得出η1和k2。在式(5)中，σ0=σv為垂直應(yīng)力20 MPa；取兩組現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)帶入，聯(lián)立求解確定得出Z煤礦11080工作面底板瓦斯措施巷變形速率v和時間t函數(shù)關(guān)系為：

v=61e-0.238t+5

(7)

采用插值法進行相似度擬合檢驗計算，并將式(7)與現(xiàn)場表面實際觀測數(shù)據(jù)進行對比分析，得出變形速率對比圖，如圖5所示。計算結(jié)果表明，現(xiàn)場實測結(jié)果與該函數(shù)具有較高的相似度。

圖5 變形速率對比圖

圖6 變形量對比圖

圖7 巷道不同支護強度布置

由式(7)對時間積分得出巷道變形量與時間的關(guān)系函數(shù)式，即

ε=256-256e-0.238t+5t

(8)

采用西原體模型，變形量理論推導結(jié)果和實測結(jié)果曲線基本吻合，很好地反映出了深部軟巖巷道的彈性、蠕變(包括彈性后失效部分和流變部分)和松弛的物理特性，符合巖石變形特征，可以得出以下結(jié)論：

(1) 巷道的變形破壞機理為：在深部軟巖巷道開挖后的前期呈現(xiàn)快速變化的粘彈性流動變形，后期呈現(xiàn)較為平緩的粘塑性變形。

(2) 巷道變形量與成巷時間關(guān)系基本符合式(8)，且巷道變形主要集中在開挖初期的7～8天內(nèi)，開挖一周后趨于穩(wěn)定變形。

3 支護方案效果模擬分析

3.1 不同錨索支護強度效果模擬

基于Z煤礦11080工作面底抽巷圍巖條件，對幾種傳統(tǒng)錨索+錨桿的支護方式進行數(shù)值模擬，以研究深部軟巖巷道不同支護強度下圍巖內(nèi)部破壞范圍變化，對垂直、水平應(yīng)力分布及垂直位移分布進行對比分析。不同錨索數(shù)量和支護強度見表2，選取傳統(tǒng)錨索尺寸為直徑21.6 mm，長度5 m，抗拔力大于165 KN。

表2 采用錨索數(shù)量不同時支護強度

對4種不同支護強度的巷道進行數(shù)值模擬，分析巷道圍巖變形破壞的控制程度，暫不考慮錨索破斷，數(shù)值模擬結(jié)果見表3。

表3 數(shù)值模擬分析結(jié)果

數(shù)值模擬表明，4種支護條件下的頂板下沉量均遠超工程應(yīng)用中錨索的150 mm左右的延伸量，錨索已經(jīng)發(fā)生破斷失效。對比分析可知，當支護強度從0 MPa提高到0.55 MPa時，圍巖塑性區(qū)范圍減小1 m，降低25%，豎直方向應(yīng)力集中系數(shù)和水平應(yīng)力集中系數(shù)變化很小，垂直位移減小110 mm，降低20%，支護強度則從0 MPa提高到0.31 MPa，在圍巖支護過程中，效果明顯，但當再加強支護時，巷道塑性區(qū)范圍與變形位移都沒有明顯的優(yōu)化效果。圍巖的變形能無法充分釋放，開挖后釋放的巨大的地應(yīng)力釋放到錨索上，錨索因自身延伸量有限，無法承受斷面收縮進而破斷，該模擬結(jié)果與該礦11080工作面底抽巷錨索支護的工程實際情況一致。綜上可知，傳統(tǒng)的錨索+錨桿支護方式難以有效支護頂板。

3.2 塑性破壞區(qū)對比分析

Z煤礦試驗段巷道為普通拱巷，掘?qū)?920 mm，掘高3780 mm，斷面面積25.5 m2。針對該工程條件，提出了2種可接長錨桿支護方案與傳統(tǒng)支護方案進行對比，4種支護形式如圖8所示。

圖8 4種支護形式示意圖

第一種方式為傳統(tǒng)支護方式，頂板不打錨索，采用φ20 mm×2200 mm普通錨桿；第二種方式為頂板補打3根φ20 mm×5000 mm長錨桿；第三種方式為補打5根φ21.6 mm×6500 mm錨索；第四種方式頂板補打3根φ20 mm×5000 mm長錨桿，巷肩補打2根φ20 mm×5000 mm長錨桿。采用FLAC3D對4種巷道支護方式進行數(shù)值建模，如圖9和10所示。

圖9 數(shù)值模擬模型

圖10 數(shù)值模擬4種支護形式示意圖

如圖11所示為4種支護形式的模擬結(jié)果。對比分析可知，4種支護形式下圍巖內(nèi)部塑性區(qū)呈現(xiàn)“蝶形”分布，即巷道肩部和底角方向的塑性區(qū)明顯大于巷道頂部和巷幫，塑性區(qū)的最大深度出現(xiàn)在“蝶形”前翼，最大深度接近12 m；巷道頂板處和巷幫位置出現(xiàn)了小范圍的拉破壞區(qū)域，說明存在水平應(yīng)力集中現(xiàn)象。模擬結(jié)果顯示，支護體對于巷道塑性區(qū)的影響效果很小，且普通錨桿支護過程中，巷道圍巖內(nèi)部塑性區(qū)相對較大，說明圍巖內(nèi)部破壞范圍大，尤其是頂板內(nèi)部塑性區(qū)大。

圖11 4種支護形式下圍巖塑性區(qū)對比

模擬結(jié)果進一步顯示，支護方式(1)中普通錨桿錨固長度較短，錨固部位為破碎圍巖塑性區(qū)，這也解釋了普通錨桿支護效果差的原因；對于支護方式(3)來說，錨索延伸率很小，在大變形條件下早已發(fā)生破斷。支護方式(2)和(4)采用可接長錨桿，長錨桿可將頂板錨固到圍巖上方穩(wěn)固區(qū)域內(nèi)，塑性破壞區(qū)得到有效控制。綜上，采用長錨桿支護方式的理論邏輯正確。

3.3 水平應(yīng)力對比分析

對比分析4種支護形式下巷道圍巖水平應(yīng)力分布的特征，如圖12所示，可以看出巷道底板內(nèi)部的水平應(yīng)力比頂板部位大；普通錨桿支護下，巷道頂板水平應(yīng)力比(2)～(4)支護方案的應(yīng)力略小，但巷道底板水平應(yīng)力更集中，說明在普通錨桿支護效果下的巷道頂板更破碎，而(2)～(4)支護方案尤其是(4)支護方案的頂板水平應(yīng)力更大，水平應(yīng)力集中區(qū)域大，說明長錨桿支護下頂板較普通錨桿支護來說更為完整。

圖12 4種支護形式下水平應(yīng)力分布特征

3.4 垂直應(yīng)力對比分析

對比分析4種支護形式下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布，如圖13所示，可以發(fā)現(xiàn)在巷道頂板內(nèi)部出現(xiàn)了小范圍的垂直應(yīng)力降低區(qū)，該部位為破碎區(qū)域，頂板內(nèi)部的垂直應(yīng)力降低區(qū)越大，破碎范圍越大；巷道幫部出現(xiàn)了垂直應(yīng)力升高區(qū)，是由于巷道開挖后，原本巷道部位的圍巖承擔的垂直應(yīng)力被巷幫的圍巖承擔，因而垂直應(yīng)力出現(xiàn)了升高，由于頂板內(nèi)部破碎區(qū)范圍的不同，導致巷幫垂直應(yīng)力出現(xiàn)不同程度的升高，從模擬結(jié)果來看，(2)～(4)的支護效果基本一致，巷幫承受的垂直應(yīng)力小于普通錨桿支護。

圖13 4種支護形式下垂直應(yīng)力分布特征

圖13 4種支護形式下垂直應(yīng)力分布特征(續(xù))

3.5 垂直位移對比分析

對比分析4種支護形式的圍巖垂直位移分布，如圖14所示，可以看出：4種支護形式下圍巖垂直位移變形基本沒有明顯區(qū)別；普通錨桿支護條件下，巷道頂板下沉量稍大；支護方式(2)和(4)方案，即頂板采用長錨桿支護的頂板下沉量略小于支護方式(3)的頂板下沉量。

綜合各項數(shù)值模擬分析結(jié)果可以看出，4種支護方案中采用五根長錨桿+普通錨桿的支護形式(4)最佳，經(jīng)優(yōu)化后支護斷面設(shè)計如圖15所示。

圖15 優(yōu)化后支護斷面圖

4 現(xiàn)場監(jiān)測驗證

為了驗證“五根長錨桿+普通錨桿”支護方案的實際使用效果，采用鉆孔窺視法(設(shè)備儀器見圖16)對巷道頂板進行鉆孔窺視，探究該支護方案頂板圍巖內(nèi)部裂隙情況。

圖16 巖層鉆孔探測儀

如圖17所示為頂板結(jié)構(gòu)測探截圖，由圖可知，區(qū)域頂板淺部圍巖約0～800 mm區(qū)域內(nèi)存在部分破碎，1200 mm、1600 mm左右處存在微小橫向裂隙，在2800 mm左右處出現(xiàn)較小區(qū)域煤線，深部圍巖完整。由此驗證采用“五根長錨桿+普通錨桿”的支護方案，巷道圍巖得到較好的維護。

圖17 頂板結(jié)構(gòu)探測截圖

5 結(jié)論

(1) 由西原體力學模型推導結(jié)合實測數(shù)據(jù)插值擬合得到Z煤礦11080工作面底抽巷巷道圍巖變形速率和開挖后時間的關(guān)系為v=61e-0.238t+5，其對巷道支護工作具有重要指導作用。

(2) 巷道開挖后收斂變形絕大部分來自于0～2 m內(nèi)淺部圍巖變形；深部軟巖巷道開挖后巷道變形破壞機理為的前期呈現(xiàn)快速變化的粘彈性流動變形，后期呈現(xiàn)較為平緩的粘塑性變形。

(3) 針對傳統(tǒng)支護方式存在支護效果較差的問題，提出了“三根長錨桿+普通錨桿”及“五根長錨桿+普通錨桿”2種新型支護方式。數(shù)值模擬結(jié)果表明，使用這2種新型支護方式的巷道塑性破壞區(qū)得到有效控制，頂板周圍水平和垂直應(yīng)力向深部區(qū)域得到有效轉(zhuǎn)移。

(4) 基于現(xiàn)場應(yīng)用實測，“五根長錨桿+普通錨桿”支護方式有效減小了橫向裂隙的發(fā)育，同時確保了深部圍巖的完成，試驗驗證了新型支護方式對巷道圍巖具有較好支護效果。